16603采煤工作面作业规程完整Word文档格式.docx
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煤层厚度(m)
0.85-0.95
煤层结构
较简单
煤层倾角
20-70
开采煤层
16
硬度
f=5
煤种
气肥煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
16煤煤层较稳定,呈黑色,玻璃光泽,半亮型亮煤,薄煤层状结构,含较多的黄铁矿小块;
煤层倾角2○~7○,煤层厚度0.85-0.95m,一般为0.90m,为薄煤层,无夹矸,结构简单,属稳定煤层。
附图1:
16603工作面地层综合柱状图(比例1:
200)
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况表表三
顶底板名称
岩石名称
平均厚度(m)
岩性特征
基本顶
泥岩
17.05
深灰色,致密贝壳状断口,底部显水平层理,有动物碎屑化石及黄铁矿。
直接顶
十灰岩
7.3
分为十上、十下灰,中间夹一层泥岩,十下灰为深灰色,裂隙发育,沿裂隙充填方解石,含水性弱,以静储量为主。
直接底
6.93
棕灰色,含泥质,有黄铁矿结晶体,底部有植物化石碎片。
老底
十一灰
0.87
灰、深灰色,含植物化石碎片,贝壳状断口,属稳定底板。
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采的影响
本工作面煤层走向近南北,倾向西,呈倾向北西的单斜构造,倾角2°
~7°
,一般为5°
左右。
根据揭露的地质资料可知,本工作面内断层较发育,16603运输巷揭露两个落差为1米左右的正断层,16603上材料道揭露一落差3.5米的逆断层,对工作面回采有一定影响,预计此断层沿走向方向上面延伸,在面内尖灭。
工作面内一般为落差小于1.0米的小断层。
建议落差小于1.5米的断层平推硬过,在回采过程中,必须加强安全技术管理。
二、其它地质构造及对回采的影响
本工作面无岩浆侵入体、河流冲刷带、岩溶陷落柱、溶洞等地质构造。
附:
工作面三巷及切眼巷道素描图(图2、图3、图4、图5)
第五节水文地质
一、水文情况
根据地质资料分析,含水地层有第四系砂砾石含水层、上侏罗统砂、砾岩含水层、太原组三灰含水层、太原组八、九灰含水层、太原组十下灰含水层、本溪组十二灰含水层、十四灰含水层、奥陶系灰岩含水层。
其中第四系砂砾石含水层、上侏罗统砂、砾岩含水层、太原组三灰含水层、太原组八、九灰含水层在上部12下煤开采时已证实不会对掘进及回采构成威胁。
太原组十下灰含水层单位涌水量为0.0122~0.013L/s.m,由于埋藏较深,补给条件较差,富水性较弱。
十二灰含水层公司于2004年2月6日委托枣庄矿务局井亭煤矿钻探注浆公司,施工底板放水钻孔,经钻孔涌水观测,十二灰富水性较弱,水头高度为-165m。
井田内十四灰我矿2004年放水实验钻孔测得十四灰水头高度为-151m。
十二灰及十四灰含水层富水性较弱,且由于17煤层下伏隔水层组为稳定隔水层,故也不会构成威胁。
奥陶系灰岩含水层我矿2004年放水实验钻孔测得奥灰水头高度为-80m。
断层导水性方面截止2008年末,全矿井开拓动用面积3.24平方千米,共揭露断点357个,在见断层而不遇含水层的情况下,未发现断层带漏水。
岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露。
在施工14°
皮带下山时已揭露十下灰,初始揭露涌水量35m3/h,后稳定在3m3/h,仅表现为淋水,根据以上分析,工作面涌水水源主要为十下灰水,预计最大涌水量为30m3/h。
预计水害威胁主要为下覆奥灰水,施工中应备好足够的排水设备,迎头及后路积水及时排除。
同时还要注意上部采空区是否有局部积水。
岩溶陷落柱在上覆12下煤开采中未见揭露,但应注意是否在保护煤柱中隐藏,以防止沟通下覆含水层,施工中必须严格坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则。
二、奥灰水对工作面的充水影响分析
16603工作面下距奥灰顶平均65.44m。
本矿2#钻孔做放水实验,测得奥灰原始静止水头高度为-80m。
奥灰水对工作面充水影响安全水头值的计算:
P=TS(M-CP)
式中:
M—隔水层厚度(m)(取最小值58.81m)
P—安全水压(kgf/cm2)
Ts—突水系数(kgf/cm2)(取1.0)
CP—煤层开采对底板扰动破坏深度(取7m)
P=1.0×
(58.81-7)=51.81(kgf/c㎡)=518.1m水柱
即:
工作面隔水层所能承受的奥灰安全水头值为518.1m水柱。
根据我矿-345m水平2#放水钻孔测得奥灰水头高度为-80m,经计算,只要巷道标高在-598.1(-80-518.1=-598.1m)水平以上,正常情况下,下伏奥灰含水层对巷道无充水影响,16603回采工作面煤层底板最低标高为-312m,因工作面及两巷的标高远在-598.1m以上,因此,工作面不受下伏奥灰水影响。
三、涌水量预计:
正常涌水量:
20m3/h,最大涌水量:
30m3/h。
第六节影响回采的其它因素
1、影响回采的其它地质情况:
见下表四。
影响回采的其它地质情况表
瓦斯
低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量0.35m3/t,绝对涌出量0.84m3/min
CO2
低CO2矿井,CO2相对涌出量1.07m3/t,绝对涌出量1.68m3/min
煤尘爆炸指数
16煤煤尘具有爆炸性,爆炸指数44.9%
煤的自燃倾向性
自然发火煤层,发火期为30个月
地温危害
无
冲击地压危害
2、冲击地压和应力集中区:
无。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
9.14万吨。
可采储量:
回采率不低于97%,可采储量为8.87万吨。
二、工作面服务年限
工作面的服务年限=可采推进度/设计月推进度
=374m÷
(3.6×
30×
80%)=4.3(月)
第二章采煤方法
该工作面煤层平均厚度为0.9m,煤层倾角2°
-7°
左右,直接顶板为十灰岩,缓慢下沉,采用倾斜长臂后退式采煤法采煤。
第一节巷道布置
一、采区设计,采区巷道布置概况
采区设计说明书名称为《六采区设计说明书》,批准时间为:
2008年11月。
地质说明书名称为《16603工作面回采地质说明书》,批准时间为2010年6月。
本采区位于休城井田东南部,北以纬线3885600为界,东、南以井田边界为界,西以-300M大巷垂直下切面为界,全区近似梯形,东西长平均2Km,南北宽平均1.8Km,面积约3.4Km2。
采区采用盘区式分区段前进式开采。
开拓大巷以-300m水平轨道巷道向南经-365m轨道下山向东布置六采区轨道上山,皮带运输巷以-300m水平皮带运输巷经-365m皮带巷经-365m轨道平巷向东布置六采区皮带运输上山,六采区轨道上山与皮带运输上山平行布置,间距25m,每100m左右布置一个联络巷。
二、工作面材料道
工作面下材料道断面为矩形,宽2.5m,净高2.0m,净断面积5.0m2。
上材料道断面为矩形,宽3m,净高2.2m,净断面积6.6m2。
两材料道的支护方式均为帮部采用锚杆木托盘支护,顶部不支护,帮锚选用等强度端头蛇形螺纹钢锚杆,规格为Φ16×
1200mm,间排距为1000×
1000mm,木托盘采用250mm×
400mm×
50mm(宽×
长×
厚)的木板制成。
材料道主要用于工作面的进风、运料、行人、备用物料的存放。
巷道内设置排水管路、供水防尘管路、运输绞车及气动钻和乳化泵站及部分供电电缆设备,同时16603上材料道为沿空留巷巷道,还将作为16605下材料道使用。
三、采煤工作面运输巷
工作面运输巷断面为矩形,净宽3.6m,净高2.3m,净断面积为8.28m2。
支护方式为两帮采用锚杆钢梯支护,帮锚选用等强度螺纹钢锚杆,规格为Φ16×
1200mm,锚杆排距为1200mm,间距800mm。
运输巷主要用于工作面的回风和运煤,巷道内设置防尘管路、排水管路、安全监测设备和气动钻,以及动力供电电缆、部分供电设备,在人行道的另一侧设置胶带运输机、刮板输送机。
四、采煤工作面切眼
巷道断面为矩形,宽2.5m,净高2.0m,净断面积5.0m2。
其支护方式同材料道。
附图6:
工作面位置及巷道布置图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
本工作面采用倾斜长臂后退式采煤方法,见顶见底一次采全高,循环进尺1.2m。
本工作面采用炮采铲装工艺,回采工艺过程为:
爆破落煤,移刮板输送机铲煤,可弯曲刮板输送机运煤,人工清理浮煤、支设单体液压支柱及人工回柱放顶,缓慢下沉法管理顶板。
二、落煤、装煤及运煤方式
1、落煤方式:
采用ZQS-50/1.6型手持式气动钻打眼,侧式供水,人工打眼,爆破落煤。
2、装煤方式:
炮采落煤自装、铲装和人工清理装入工作面刮板输送机。
3、运煤方式:
工作面采用SGB-630/55BS型刮板输送机转载至运输巷SGW-620/40T型刮板输送机,然后转载至吊挂式皮带输送机,通过六采区煤仓转载至14°
皮带巷输送机上,进入主井煤仓。
三、炮眼布置图及爆破说明
1、炮眼布置图(附图7)
2、爆破说明
①本矿井为低瓦斯矿井,爆破材料使用国产第二系列1~5段煤矿许用毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不超过130毫秒,安全等级不低于二级的3#抗水煤矿许用乳化炸药和毫秒延期电雷管。
使用FDIIOOD煤矿用电容式智能发爆器引爆。
②炮眼布置采用三花眼,眼深1.5米,眼距0.75米,炮眼角度75○-85○,炮眼利用率90%,进尺1.2米。
③顶眼装药量450g,底眼装药量450g,反向装药,封泥长度不小于0.5米,并使用水炮泥。
④联线方式为串联,一次起爆10炮。
分组装药,分组爆破,必须一次装药,一次爆破,严禁一次装药,分次爆破。
⑤爆破安全距离不低于35m,爆破母线长度不得小于50m。
3、装药结构示意图(附图8)
4、装药量计算表(表六)
装药量计算表表五
项目
单位
顶眼
底眼
合计
循环炮眼个数
个
306
612
装药量
g/眼
450
炸药用量
循环/公斤
137.7
275.4
雷管用量
炸药消耗定额
公斤/万吨
4409.5
8819.1
雷管消耗定额
个/万吨
9799
19598
四、工作面正规循环生产能力
工作面每天3个循环,每循环进尺1.2m,采高为0.9m,回收率为97%,容重为1.26t/m3,工作面面长按229m(上面机尾留5m的煤垛),则
日产煤量=229×
0.9×
1.2×
3×
0.97×
1.26=906.8(吨)
月产煤量=906.8×
80%=21763.2吨
工作面正规循环生产能力:
W=L×
S×
h×
r×
C
=229×
1.26×
97%
=302.3(吨)
W-工作面正规循环生产能力,t;
L-工作面平均长度,按229m;
S-工作面循环进尺,1.2m;
h-工作面设计采高,0.9m;
r-煤的容重,1.26t/m3;
C-回采率,97%。
第三节设备配置
一、设备配备情况
1、钻眼、爆破设备
(1)ZQS-50/300型手持式气动钻12部(材料道及运输巷各四部)。
型号:
ZQS-50/300额定功率:
1.8kW
额定压力:
0.5MPa额定转矩:
50N.M
机重:
8Kg额定转速:
300r/min
最大转矩:
80N。
m空载转速:
1900r/min
注水压力:
0.6-4.5MPa外形尺寸(长×
宽×
高):
350×
332×
220mm
空载耗气量:
2.4m3/min噪音:
≤90dB(A)
(2)FDI100D型防爆电容式晶体管发爆器五台(打眼爆破班每班一台,两台备用)。
FDI100D额定引爆发数:
100发
额定负载电阻:
620Ω输出冲量:
≥8.7A2·
ms
供电时间:
≤4ms峰值电压:
≥1800V
2、运输设备
(1)刮板输送机三部(其中工作面二部,运输巷转载一部)
①工作面刮板输送机
SGB-630/55BS型电机功率:
55kW
中间槽尺寸(长×
宽):
1500mm×
630mm.
②运输巷刮板输送机
型号:
SGW-620/40T电机功率:
40KW×
2
620mm
(2)吊挂式皮带输送机一部
①型号:
SPJ-800/30×
2电机功率:
30kW×
运输能力:
300t/h带宽:
800mm
带速:
1.63m/s转速:
1470转/分
(3)辅助运输设备选用1.0吨的矿车和叉车,牵引设备选用JD-11.4型调度绞车4台和JD-25型调度绞车4台,其主要技术参数如下:
①型号:
JD-11.4牵引力:
9.8kN
滚筒直径:
224mm滚筒宽度:
304mm
钢丝绳直径:
12.5mm平均绳速:
0.73m/s
容绳量:
400m
电动机型号:
JBJ-11.4功率:
11.4kW
电压:
380/660V外形尺寸:
1120mm×
766mm×
727mm
②型号:
JD-25牵引力:
16kN
310mm滚筒宽度:
400mm
15.5mm平均绳速:
1.086m/s
JBJQ-25功率:
25kW
1438mm×
1217mm×
1255mm
3、液压设备
乳化泵两部,一部工作,一部备用。
BRW80/20额定工作压力:
20兆帕
额定流量:
80升/分曲轴转速:
517转/分
柱塞直径:
32mm柱塞行程:
70mm
电机转速:
电机功率:
37KW泵外形尺寸:
760×
680×
432mm
4、电气设备
(1)馈电开关
BKD9-400/660(1140)Z
额定电流:
400A数量:
3台
用途:
工作面、材料道、皮带中间巷隔离电源
(2)真空起动器
QBZ-60N
60A数量:
8台
起动JD-11.4型调度绞车和JD-25型调度绞车
QCZ-120
120A数量:
2台
起动乳化泵
③型号:
QBZ-200
额定电流:
200A数量:
1台
用途:
起动皮带输送机
④型号:
QCZ-200
起动中间巷刮板输送机
⑤型号:
QJZ-160
160A数量:
起动工作面刮板输送机
(3)综合保护装置
型号:
ZxZ8-4
额定电压:
660v/127v数量:
3台
信号、照明综合保护
(4)手提开关
QB1-40
660v数量:
6台
启动潜水泵
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面支护设计:
采用类比法进行设计。
(1)、工作面支护设计参数(见表六)
支柱阻力影响系数表表六
序号
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
老顶厚度
直接底厚度
直接顶初次垮落步距
30.8
3
初次来压
来压步距
最大平均支护强度
t/m2
9.18
最大平均顶底移近量
mm
950
来压程度
不明显
4
周期来压
8~15
830
5
平时
9
60
6
直接顶悬顶情况
12
7
底板容许比压
MPa
2.5
8
直接顶类型
类
老顶级别
级
Ⅰ
10
巷道超前影范围
M
20
(2)、确定支护强度
①依据参考面选取的最大平均支护强度
Pc=9.18t/m2
Pc――最大平均支护强度(参考面)
②经验计算支护强度
Pj=8hr=8×
1.0×
2.6=20.8t/m2
Pj――最大平均支护强度(经验计算值)
h――采高取1.0m
r――顶板岩石容重取2.6t/m3
③确定工作面支护强度:
20.8t/m2(选取二者中的大者)
P=20.8t/m2
(3)、设计工作面支护密度
①支柱实际支撑能力计算
Rt=kg×
kz×
kb×
kh×
ka×
R=0.99×
0.95×
30=25.4t
Rt――支柱实际支撑能力
k――支柱阻力影响系数
kg――支柱工作系数取0.99
kz――支柱增阻系数取0.95
kb――支柱不均匀系数取0.9
kh――支柱采高系数取1.0
ka――倾角系数取1.0
R――支柱额定工作阻力取30t
②计算工作面支护密度
n1=P/Rt=20.8/25.4=0.82根/m2
n1――支护密度根/m2
P――工作面支护强度20.8t/m2
Rt――支柱实际支撑能力25.4t/m2
③根据直接顶板选择支护密度
根据生产技术条件,同煤层开采经验和直接顶板情况,初步确定柱距:
a=0.75m,排距:
b=1.2m,支护密度为n2=1/ab=1/1.2×
0.75=1.11根/m2
根据上述计算及选择,确定柱距:
0.75m,排距:
1.2m,选用支护密度n=1.11根/m2
(4)、按底板比压验算,确定是否穿鞋
①单根支柱最大支撑力:
Pd=P/n1=20.8/1.11=18.7t/根
Pd――单根支柱最大支撑力
P――工作面支护强度
n――支护密度
②底板允许单根支柱最大支撑力:
Py=Sd×
Pz=2.5×
0.00785=0.019625×
106N/根=1.9625t/根
Py――底板允许单根支柱最大支撑力
Sd――支柱底面积0.00785m2
Pz――底板允许比压2.5MPa
如果Pd<
Py,则不需穿铁鞋,经计算Pd>
Py,因此需穿铁鞋。
(5)柱鞋直径的计算
铁鞋面积S=100×
Pd÷
Pz=100×
18.7÷
2.5=748cm2
铁鞋的直径D=30cm
因此选取直径为30cm的铁鞋即可满足需要。
二、乳化液泵站
(一)泵站选型及管路选型
乳化泵选用XRB2B型两台,装备一箱两泵,输液管路选用高压胶管,耐压27MPa以上。
(二)泵站设置位置
本工作面泵站安设在16603上材料道开门点顶板稳定、支架完好、不影响运输和行人的地点。
(三)泵站使用规定
乳化泵和液压系统完好不漏液,压力不小于18MPa,乳化液配比浓度2%-3%,现场用乳化液配比仪配制,随用随配制,用好过滤器,水质要求良好,不得使用酸性水质。
按要求进行定期检查、检修,并做好记录。
每班用乳化液检测配比仪检测乳化液浓度,每班检测三次乳化液浓度并做好记录。
附图9:
16603工作面供液系统图
第二节工作面顶板管理
根据已采完的相邻矿井矿压观测资料,16煤顶板属
类完整类顶板。
本工作面的顶板管理采用缓慢下沉法。
一、正常工作时期顶板支护方式
1、工作面采用“三、四”排单体支柱及切顶墩柱控制顶板,最大控顶距4.68m,最小控顶距3.48m,放顶步距1.2m。
2、工作面正规支柱排距:
1.2m,柱距:
0.75m。
3、切顶墩柱每4.5m一个,沿切顶线均匀布置,以加强切顶排支护强度。
4、工作面必须确保煤壁平直,伞檐长度不得大于1m,突出部分不得大于0.2m。
5、支柱支设要求
①工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、一平、两畅通”。
②支柱必须垂直于顶、底板支设,做到迎山有力,垂度适宜,且支到实底,初撑力不低于90KN(11.5MPa),柱、排距误差控制在+100mm范围内。
③所有支柱必须支设牢固,严禁支柱支在浮煤、浮矸上,必须棵棵穿铁鞋并使用木楔,以确保支柱初撑力。
4、采用三角回柱法,人工回柱。
①回柱必须使用卸载手把,回柱人员要在有效支柱侧操作,打好护身柱。
②回柱放顶时,必须每2~3人一组,一人回柱,一人观察顶板及支架情况,观察人除协助回柱外,不得兼做其它工作,严禁单人独自操作。
回出的柱子及时打好密集、对柱。
③回料必须按由下向上,由采空区向工作面的顺序进行,严禁提前摘柱和进入采空区内作业。
④工作面分段回柱,分段间距不得低于15m,且同向回柱。
开口和收尾必须选择在顶板较好、支架完整的安全地点,并打上收尾支柱,做好处理工作。
二、正常工作时期的特殊支护形式
①木垛
遇断层时,断层上、下盘,压力集中区根据现场条件进行架设。
木垛架设要四面见线,四角必须用木楔打实,严禁支设在浮煤浮矸上。
木垛规格:
1.2m,木垛料为1.2×
0.2×
0.2m的方木。
②对柱
切顶排支柱棵棵支设对柱,即回柱放顶时,将回出的支柱以对柱的形式支设在新切顶排上(支设顺序为采空区、煤壁),使切顶排在最小控顶距时为对柱支设。
工作面溜头、溜尾3m范围内支柱